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计生9.25实施方案,双采动项目实施方案-9.25版本,计生9.25活动方案,9.25活动方案

时间:2014-05-28 来源: 康兴达文摘网

一、工程概况 大连城堡酒店项目地处大连市星海湾商务中心区,北靠莲花山,南向大海,西临太原街,南临滨海西路.规划总用地为 48000 平米.建筑物总建筑面积约为 11.7 万平...

山西晋城无烟煤业集团有限责任公司 15#煤预留巷道双采动影响下 围岩控制技术研究 项目实施方案 晋煤集团古书院矿 河南理工大学 2012 年 9 月 25 日 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 目 录 1 项目的提出和主要研究内容 .......................................................................................................... 1 1.1 立项背景 ............................................................................................................................... 1 1.2 国内外现有技术概况 ........................................................................................................... 1 1.3 本项目的主要研究内容及目标 ........................................................................................... 5 2. 项目研究总体技术方案 ................................................................................................................. 6 2.1 预留巷道围岩物理力学参数测试 ........................................................................................ 6 2.2 预留巷道围岩变形数值模拟实验 ........................................................................................ 7 2.3 回采巷道围岩变形监测 ...................................................................................................... 10 2.4 超前支撑压力及侧向应力观测与分析 .............................................................................. 11 2.5 预留巷道现有支护效果综合分析 ...................................................................................... 14 2.6 152309 工作面顶板弱化处理施工安全技术措施 ............................................................. 14 2.7 1523093 巷沿煤柱侧切顶预裂爆破技术方案 ................................................................... 22 2.8 1523092 预留巷道围岩锚索加固控制技术方案 ............................................................... 26 2.9 1523092 预留巷道围岩注浆加固控制技术方案 ............................................................... 28 3. 地点、试验规模及研究进度 ....................................................................................................... 33 4. 经济、社会效益及推广应用的前景 ........................................................................................... 33 附图 1................................................................................................................................................. 35 附图 2................................................................................................................................................. 35 附图 3................................................................................................................................................. 35 附图 4................................................................................................................................................. 36 I 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 1 项目的提出和主要研究内容 1.1 立项背景 15#煤层现作为古书院矿的主采煤层,工作面采用“两进一回”布置方式进行回采,上一 个工作面的回风巷在回采过程中保留下来,作为相邻下一个工作面的胶带巷。预留巷道服务 两个工作面。在目前已回采过的工作面预留巷道受上个工作面的采动影响巷道出现不同程度 的围岩变形,巷道失去二次使用的作用。例如:在回采 151306 工作面过程中 1513062 巷(回 风巷)受初次采动影响底臌达到 0.5~1.2 米,在回采 151305 工作面过程中, 1513062 巷(胶 带巷)受二次采动影响底臌达到 0.8~1.5 米,巷帮片帮严重,顶板变化不大。回采 152307 工 作面过程中 1523072 巷(回风巷)受初次采动影响底臌达到 0.5~1.2 米,巷帮片帮严重,顶 板变化不大。在回采 152306 工作面过程中, 1523072 巷(胶带巷)受二次采动影响底臌达 到 0.7~1.5 米,巷帮片帮严重,顶板变化不大。古书院矿围岩变形实拍照片如图 1。通过已 回采过工作面围岩变形情况,15#煤预留巷道围岩变形存在必然性,根据 15#煤煤层地质条件, 采用“两进一回”布置方式进行回采。预留巷道围岩变形成为制约安全生产和采掘衔接的主 要问题。 图 1 古书院矿围岩变形实拍照片 因此,开展研究项目“古书院矿 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究” ,治理 该条件下巷道底臌、片帮问题,保证预留巷道在服务期间围岩的稳定性,保证安全生产和工 作面的正常衔接,对于古书院矿实现高产高效有着重要意义。 1.2 国内外现有技术概况 长期以来,回采巷道围岩控制一直是人们所致力解决的一个热点问题,其目的是为了保 1 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 证巷道的正常使用,为矿井安全生产创造必要条件。巷道的稳定性状况取决于围岩的地质力 学条件、采掘技术条件及支护条件等。实际工程中的回采巷道大多不具备保持自稳状态的条 件,因此,必须采取一定的围岩控制措施。

底板管理是巷道围岩控制的基础,井下测试表明,在底板不支护的软弱底板的回采巷道 中,顶底板移近量的 2/3~3/4 是底臌引起的,底臌造成的巷道维修量要占维护总量的 80%以 上。为了使巷道断面保持一定的大小,保证生产能够进行,人们通常采用人工起底来处理底 臌,这样不仅浪费人力、物力,严重影响安全生产,同时不能从根本上解决问题,需反复起 底。

国内外许多专家学者对煤矿巷道底臌机理和控制技术作了大量的研究工作,取得一些重 要的研究成果。

在底臌量得预测方面,切尔尼亚克利用数理统计法对大量实测数据进行了分析,得出了 预测巷道底臌的经验公式。美国的 K.Haramy 把底板岩层看作两端固支的岩梁进行分析,讨论 了底板岩层地应力状态及稳定性。此外还有利用板壳理论建立了底板的压曲微分方程,非线 性大变形连续体力学理论也已用来进行底臌量的计算。

在底臌显现方面,姜耀东、陆士良根据巷道所处的地质条件、底板围岩性质和应力状态 的差异、底板岩层鼓入巷道的方式将底臌分为:①挤压流动性底臌;②挠曲褶皱性底臌;③ 遇水膨胀性底臌;④剪切错动性底臌。王卫军、侯朝炯认为回采巷道的底臌以挤压流动性底 臌和挠曲褶皱性底臌为主,随着工作面支承压力的增加,回采巷道的底臌量增加。巷道底臌 的控制方法总结如下:

虽然巷道底臌机理的研究相对缓慢,但目前国内外各种控制底臌措施的探索工 作却十分活跃,试验成功了很多控制底臌的方法,归纳起来有以下几种方法:

(1)加固法 加固法就是对底臌巷道底板岩层进行支护或增强其强度,从而提高底板岩层的稳定性, 减小底臌量。它包括底板锚杆、底板注浆及封闭式支架等形式。

①底板锚杆。底板锚杆主要有两个作用,一是把浅部不稳定的岩层与下面稳定岩层联结 在一起,二是通过底板锚杆在巷道底板形成组合岩梁,抑制下部岩层因扩容引起的裂隙张开 及新裂隙的产生,同时,也可限制下部岩层向上鼓起,可起到一定的阻止底板向巷道内移动 的作用。 2 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 ②底板注浆。底板注浆主要用来加固底板破碎岩层,浆液主要有水泥浆、聚胺脂、高水 材料等。浆液渗透到岩层裂隙间,增加了破碎岩石之间的粘聚力,在底板中形成一个强度比 破碎岩层大的反拱,从而在一定程度上阻止了下部岩层向上鼓起,同时,由于加固区岩层抗 变形能力增加,故该区岩石的扩容、弯曲位移等会减少。

③封闭式支架。通过封闭式支架的底梁给底板岩层施加的反力提高了支架的整体支护阻 力,也增加了支架控制底臌的支护阻力,改变底板岩层附近的应力状况,从而在一定程度上 抑制底板岩层扩容、弯曲及膨胀变形的产生。

加固法虽然可以起到一定的抑制底臌的作用,但在有强烈底臌趋势的巷道中不仅材料消 耗大、支护费用高,而且并不能真正起到控制底臌的作用,原因在于加固法只能被动维护底 板,在高应力、松软底板的条件下,封闭式支架底梁往往无法充分发挥其承载能力,致使向 巷道内鼓起,失去控制底臌的能力;很多情况下,底板锚杆由于在松软底板岩层中锚固基础 差而锚固力不足或延伸量不匹配而失效;底板注浆可提高底板浅部岩层的强度,如注浆达不 到底板岩层的破坏深度,则上部已加固岩层会被下部岩层顶起,因此,注浆控制底臌的作用 也是有限的。

(2)混凝土反拱 混凝土反拱是一种适宜永久性巷道的底板支护措施,反拱具有较高而均匀一致作用于底 板上的支护阻力。在巷道底板上按预定深度和形状挖出坑槽,再浇筑混凝土使其成为反拱。

(3)卸压法 卸压法与加固法控制底臌原理不同,主要通过切缝等一些方法改变巷道底板受 力状况,使其处于应力降低区,从而保持底板稳定。国内外使用的卸压法包括底板切缝、钻 孔、松动爆破及卸压煤柱等方法。

① 切缝。底板切缝可以将最大应力向围岩深部转移,使底板处于应力降低区,显著增加 围岩的承载范围。底板切缝的卸压能力主要取决于切缝深度、宽度及形状、切缝与开巷的间 隔时间等。

② 打钻孔 在底板打钻孔的卸压机理与切缝类似,此法可以归结为以下几点:

A 底板打钻后,周边应力峰值显著减小,应力向围岩深部转移转移; B 打钻孔后,底板内形成一个卸压区,在开孔区域以外附近形成一个高压区,使更大范 围的岩层承载,提高了围岩的自承能力; 3 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 C 钻孔的直径、孔深以及数目都影响着钻孔的卸压性能。一般随着孔径、孔深及孔数目 的增加,卸压效果越来越明显。

③ 松动爆破 在底板内进行松动爆破后,出现众多人为裂隙,使得底板附近的围岩与深部岩体脱离, 原来处于高应力状态的岩层区卸载,将应力转移到围岩深部。另外,爆破后巷道形状发生了 变化,以半圆拱形巷道为例,当未进行松动爆破时,在巷道基角处会产生严重的应力集中现 象,导致底板岩层失稳、破坏。当实施松动爆破后,巷道形状近似椭圆形,它消除了拱形巷 道底部的基角,改善了巷道受力状态,减小了底臌。当然爆破后的底板仍需要加固,使加固 部分对下面的岩层产生一定的阻力。否则,随着时间的推移,由于深部围岩的移动,会使底 板重新鼓起。

④ 卸压煤柱 在回采巷道中运用卸压煤柱可以取得良好的效果。

当工作面一侧的巷道没有卸压煤柱时, 由于煤体内受应力集中作用,不仅使煤体严重向巷道内涌入,而且使底板承受过大的压应力 而产生底臌。如果在工作面一侧的巷旁开一巷道,则回采巷道的受力状态就会发生很大变化, 此时卸压煤柱的作用是传递应力,而不是承受应力。卸压煤柱压碎以后,可将作用在其上的 应力传递到较远的煤体上,使得卸压煤柱下的底板卸载,从而减小了巷道的底臌量。

上述方法控制底臌的机理均在于将高应力向深部围岩转移,在底板形成应力降 低区,从而减小底板的破坏范围,阻止底板向巷道内移动。它们都有各自的适用范围。底板 切缝或打钻法在巷道两帮移近量小的情况下效果比较明显。相反,随着两帮移近量的增大, 缝有可能闭合,起不到卸压作用。松动爆破工序比较复杂,有时还影响生产,所以在许多情 况下不能采用。

(4)巷旁充填法 巷旁充填法控制底臌的原理与卸压煤柱相似,首先把巷道两帮一定范围内的煤采出,再 填入充填材料,但充填材料的抗压强度不超过顶底板岩层,要求充填材料既有一定的支护阻 力又有较好的让压性能,使巷帮应力向深部转移,达到控制底臌的作用。

(5)联合支护法 根据具体条件,综合运用以上技术。

联合法即将上述技术联合起来,一方面将巷道周边(特别是底板)的应力尽量向围岩深 部转移,另一方面提高围岩的自承能力,并给予一定的支护力。联合法适合应力集中程度大、 底臌严重的情形。 4 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 加固巷道帮、角的措施有帮角注浆和帮角锚杆,其作用是:

① 减弱巷道角部应力集中程度, 在两帮及角部形成自承能力较高的承载拱以控制两帮和 底角围岩塑性区的发展; ② 提高巷道两帮与角部(尤其是底角)围岩的自承能力,减少两帮的变形; ③通过加固巷道帮、角,减少由于两帮破裂压缩下沉所造成的底臌、体积膨胀量、顶板 的破裂和离层,从而减少巷道底臌和顶板下沉量。

目前,针对双采动影响下巷道围岩控制研究较少,几乎所有的回采巷道底臌控制技术都 只能适应一定的条件。对一条特定的巷道来说,其底臌控制技术必须进行具体的分析。在选 择底臌控制措施时,通常考虑两个因素:底臌控制效果和技术经济可行性,如果成本高昂, 即使有着良好的底臌控制效果也不可能在矿山广泛推广应用。 1.3 本项目的主要研究内容及目标 1.3.1 主要研究内容 针对古书院煤矿 15#煤层预留巷道围岩变形的特点,对以下几方面的内容进行研究:

(1)试验巷道的地质和生产条件详细调查; (2)研究巷道底板受力、变形特征; (3)试验巷道底臌原因及机理分析; (4)采用大型有限元分析数值计算软件,结合相似模拟,对受双采动影响的试验巷道围 岩应力、变形和破坏范围计算,分析各种因素对巷道底板稳定性的影响; (5) 针对受双采动影响、 严重底臌的预留巷道, 研究制定科学合理的巷道围岩控制技术; (6)制定巷道井下施工和矿压监测方案; (7)指导日常监测,观测数据处理分析; (8)总结试验研究成果,编写课题研究报告。 1.3.2 技术关键 (1)沿工作面切眼欲裂爆破泄压围岩控制关键技术; (2)沿轨道巷欲裂爆破泄压控制底臌关键技术; (3)双采动影响下预留巷道围岩综合控制技术; (4)侧向钻孔应力监测及规律分析。 5 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 1.3.3 主要技术经济指标 (1)巷道两帮相对移近量控制在 300mm 以内; (2)顶底板相对移近量控制在 300mm 以内; (3)保证 1523092 巷道在两次回采期间的安全使用。 1.3.4 项目研究技术路线 项目研究手段主要包括方案设计,现场观测,内业数据处理与分析,理论分析,数值模 拟等。

项目研究技术路线如图 2 所示。 古书院矿15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制 技术研究 现场资料调研与分析 地质力学环境分析 实 验 室 实 验 现场采取煤岩样的标准试样加工 煤岩样的物理力学参数测试 双采动影响下预留巷道围岩变形 数值模拟 现 场 监 测 及 分 析 回采巷道围岩变形监测 巷道底板受力、变形特征 研究 双采动力源机制分析 超前支撑压力及侧向应力监测 试验巷道底臌原因及机理 分析 现有巷道支护效果定性评 价 古书院矿15#煤层预留巷道 围岩控制技术 预留巷道围岩侧向支承压力监测 理 论 分 析 与 研 究 古书院矿成套工艺与技术 古书院矿技术推广与应用 图 2 项目研究技术路线图 2. 项目研究总体技术方案 2.1 预留巷道围岩物理力学参数测试 现场采取煤样、岩样,测试其抗压强度、弹性模量、波速等物理力学参数,进行 1523103 6 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 巷道围岩稳定性评价、地质力学环境分析等。测试参数见表 1。

表 1 煤岩样力学参数测试结果 抗压 试件 编号 试件形 状 试件尺寸 /mm 视度度 /kg/m3 波速 强度 /m/s /MPa 模量 /GPa 量/GPa 弹性 变形模 试验在中国科学院武汉岩土力学研究所研制的 RMT-150B 型岩石力学伺服试验机上完 成。该试验系统主要由主控计算机、数字控制器、手动控制器、液压控制器、液压作动器、 三轴压力源、液压源以及进行各种功能的试验附件等组成,如图 3 所示。

该套岩石力学伺服试验系统是专为岩石和混凝土类工程材料进行力学性能试验而设计 的,具有多种试验功能,可进行单轴压缩试验、单轴直接拉伸试验、单轴间接拉伸试验、三 轴压缩试验和剪切试验等。在试验过程中,操作者可以进行干预,切换控制方式,改变控制 参数(力和变形) ,选择试验参数如加载速率、变形速率、力、变形及行程的极限值等相关参 数,也可以预先设计试验控制步骤,可由实验机自动来完成。试验结束后,系统会自动退回 到初始状态,并能方便的读出试验结果,包括试件的全程应力-应变曲线,如轴向应力与轴向 应变、轴向应力与环向应变、轴向应力与体积应变、峰值强度、弹性模量、泊松比以及整个 试验过程中采集到的载荷、变形和位移等数据文件,为试验者进一步分析提供了有用的参数。 图 3 岩石力学试验机及控制系统 2.2 预留巷道围岩变形数值模拟实验 采区内的巷道多受动压(即采动)影响,开拓巷道多受静压影响,而很少或不受采动影响。 7 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 巷道矿山压力的观测可分为采区巷道矿压观测和开拓巷道矿压观测。

回采巷道从开掘到报废, 由于采动影响造成围岩应力重新分布,巷道围岩变形会持续增长和变化。例如相邻区段回采 影响的预留 1523092 巷道,其围岩变形要经历五个时期(见图 4) 。

(1)煤体内开掘巷道后,巷道围岩出现应力集中,在形成塑性变形区的过程中,围岩向 巷道空间显著位移。随着掘出时间的延长,围岩变形速度将日趋缓和。在煤体内掘进巷道的 周边位移量取决于开采深度和巷道的围岩性质。

(2)掘巷引起的围岩应力重新分布趋向稳定后,由于煤层一般都具合流变性质,即使应 力不变,围岩变形还会随时间而缓慢地不断增长,但其变形速度比刚掘巷期间要小得多。

(3)巷道受上区段工作面(A)的回采影响后,随着回采引起的支承压力的增长,巷道围 岩应力再次重新分布,塑性区显著扩大,围岩变形急剧增长。在工作面(A)后方附近,回采引 起的支承压力和巷道的围岩变形速度都达到最大值。远离工作面后,随着支承压力的降低, 巷道围岩变形速度会逐渐衰减。

巷道的围岩性质和煤住宽度对该时期的围岩变形有很大影响。

(4)回采引起的应力重新分布趋向稳定后,巷道围岩的变形速度再一次显著降低,但其 变形量仍按流变规律缓慢而不断地增长。

(5)巷道受本区段工作面(B)的回采影响时,由于上、下区段回来引起的支承压力相互 重叠,使巷道周围的应力比只受上区段采动影响时急剧增高,引起巷道园岩应力又一次重新 分布,塑性区进一步扩大,围岩变形比受上区段采动影响时更加强烈。

可见上下区段巷道同掘时,上区段回风巷道从开掘到废弃整个服务期间的围岩变形量 u 应为上述五个时期变形量之和。为了便于计算,将五个影响时期的围岩变形量划分为由采动 引起的附加变形量和采动影响稳定期间的变形量两部分。则巷道围岩的总变形量为: u=u0+v0t0+u1+v1t1+u2 式中 u0——掘巷引起的附加变形量,mm; v0——掘巷影响稳定后的围岩变形速度,mm/d; t0——巷道从掘进至工作面(A)回采时的维护时间,d; u1——巷道初次受工作面(A)回来影响引起的附加变形量,u1; v1——回采影响稳定后的变形速度,mm/d; 8 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 t1——上、下区段工作面开采的间隔时间,d; u2——巷道再次受工作面(B)回采影响引起的附加变形量,mm。 图4 受双采动影响区段平巷围岩变形过程 Ⅰ——掘巷引起的围岩变形区;Ⅱ——掘巷影响稳定后的围岩变形区;Ⅲ——受回采影响的 围岩变形区;Ⅳ——回采稳定后的围岩变形区;Ⅴ——受下区段影响的围岩变形区 目前,采场有限元数值模拟主要还在建立力学模型后的应力分析方面。大都是建立某一 开采阶段的力学模型(如上述为老顶的初次来压前) ,然后研究不同因素变化所带来的应力, 如图 5 为使用 FLAC3D 建立的一个实例模型。 9 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 图 5 采场围岩应力数值模拟模型实例 2.3 回采巷道围岩变形监测 监测内容:152309 工作面三条顺槽(1523091 巷道、1523092 巷道、1523093 巷道)变形 的持续观测。

监测目标:回采巷道变形发生、发展、稳定规律研究;工作面采动对巷道影响分析;回 采巷道支护设计改进。

主要观测仪器:钢尺,测杆。

测站布置:布置在工作面前方不受采动影响的区域内,距工作面 60m~100m 以外。为了 有对比性,拟在 3 条回采巷道内分别布置 3 个测站,每个测站间距 50m。每个测站拟设置 5 个测点,测点间距为 5m。共计 45 个测点。152309 工作面回采巷道围岩变形测点布置如图 6。

在运输巷道内设置观测站时,观测可能影响生产;生产过程也可能将测站损坏。如果生产和 观测互相影响, 可在巷道一侧开掘煤龛, 并在煤龛里安设测量仪器。

煤龛的规格一般为 2mX3m 左右,沿煤层开掘并保持顶板完好。如果生产和观测互不妨碍,应尽量观测站布置在巷道内, 这样可以获得巷道围岩移动及其支架的真实情况。 10 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 1523092巷 (原1523103巷) 测站2-3 测站3-3 测站2-2 测站3-2 测站2-1 测站3-1 切 眼 100m 1523093巷 (原1523102巷) 测站间距50m, 测点间距5m. 152309工作面 1523091巷 测站1-3 测站1-2 测站1-1 图 6 152309 工作面回采巷道围岩变形测点布置示意图 测点安设方法:先在顶板上打一个深为 100mm~200mm、直径约为 40mm 的钻眼,在眼 中打入木塞,木塞上订上作为测量基准点的基钉,铁钉头部钻有—圆穴,如图 7 所示。在顶、 底板垂线方向以同样的方法在底板设基点。如果顶板岩层比较坚硬乎整,也可用彩色油漆标 明观测基点。在测量过程中,要注意保护基点,避免移动或损坏,以保证测量精度。两帮观 测基点的安设方法与顶底板基本相同但要尽可能使观测截面内各对测点在同一平面上。测点 选用十字布置方式。 图 7 回采巷道变形规律观测测点布置 2.4 超前支撑压力及侧向应力观测与分析 监测方法及内容: 11 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 (1) 超前支护区单体支柱压力观测; (2) 超前支护区围岩应力观测; (3) 预留回采巷道围岩应力观测; 监测目标:

(1) 工作面超前支承压力演化规律,分布规律,影响范围,集中程度,峰值位置等关键 参数; (2) 为回采巷道围岩控制、巷道支护,以及顶煤破碎等提供依据。

主要观测仪器: 单体支柱压力检测仪,钻孔应力计,测杆,钢尺等。

具体实施方案:

(1) 超前支护区域单体支柱压力监测 在 152309 综采工作面胶带巷和轨道巷超前支护区域安装单体支柱压力记录仪, 计划每个 巷道安装 3 个,测点间距 10m,连续记录工作面回采过程中单体支柱压力变化规律,用于分 析工作面超前支撑压力分布规律和动态演化规律,同时配合井下人工监测,如图 8 所示即为 超前支护区域单体支柱压力监测仪器,图 9 为钻孔应力计。 图 9 超前支护区域单体支柱压力监测仪器 (2) 超前支护区巷道围岩应力监测 图 10 钻孔应力计 一般来说,工作面前方煤体由近及远可划分为三个区域:塑性区,弹性区,原岩应力区。

工作面前方的一定范围煤体,受支承压力的作用,应力首先超过其强度极限,承载能力大大 减小,这部分煤体即为塑性区域,煤壁前方弹塑性临界点即为支承压力的峰值点。 12 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 本次观测是在152309工作面轨道巷、胶带巷超前工作面100m,布置围岩应力监测区域, 分别布置一个监测区域,每个测区内布置3个数显钻孔应力计,间距10m,安装深度10m,主要 用于监测工作面回采过程中超前支撑压力动态形成过程及分布规律。同时在152309回风巷道 内布置巷道表面位移监测点,监测工作面回采过程中,巷道变形规律,为超前支承压力影响 范围和强度的确定提供依据。图10所示为超前支撑压力观测布置方案。 10 m 30m 单体支柱压力监测 1523093巷道 (原1523102巷) 100m 数显钻孔应力计, 安装深度10m 152309工作面 1523091巷道 30m 图 10 工作面超前支承压力观测方案示意图 (3)预留巷道围岩侧向支承压力监测 在152309工作面1523092(原1523103)巷道、1523093(原1523102)巷道布置两个测区, 每一个测区内布置5个钻孔,数显钻孔应立计交叉安装,钻孔间距5m,钻孔安装深度分别为 15m,10m,10m,5m,5m。钻孔应力计布置图如图11所示。 13 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 10m 10m 1523092(原1523103巷道) 2.5 预留巷道现有支护效果综合分析 巷道支护效果预判是评价巷道支护设计是否合理的重要方法,预先对巷道的支护效果进 行准确的评判,对巷道支护设计具有积极重要的意义。影响巷道支护效果的因素很多,评判 一条巷道支护效果的好坏所要考虑的评判因素不仅要考虑围岩条件、采动影响、煤柱尺寸、 巷道围岩应力状态等,还要考虑将要采用的锚杆支护参数,上述各因素相互制约、相互关联。

针对古书院矿锚网支护预留回采巷道的实地调研,基于预留巷道的围岩变形观测结果, 通过对支护效果评判指标的研究,确定了锚杆支护强度、围岩强度、围岩完整性、巷道埋深、 双采动影响、巷道断面大小作为回采巷道支护效果评判指标;根据专家打分,用模糊互补判 断矩阵分析法确定了评判指标的权值。运用模糊聚类分析方法,充分考虑支护对巷道支护效 果的影响,对该矿回采巷道支护效果进行分类,并确定各个类别的聚类中心。针对具体围岩 条件预留的 1523092 巷道,对其支护效果运用上述研究成果进行评价,得出现有支护方案 下的回采巷道支护效果,根据支护效果评价结论,调整现有支护方案,采取有针对性的围岩 控制技术。 2.6 152309 工作面顶板弱化处理施工安全技术措施 按照古书院矿已有的 152306、152307 工作面顶板弱化处理的成功经验进行具体实施。 14 10m 15m 10m 100m 数显钻孔应力计交叉安装,轨道 巷的通过延长数据采集线延伸到 回风巷道。 区段煤柱 10m 5m 5m 10m 5m 200m 1523093(原1523102巷道) 图 11 预留巷道侧向支承压力观测方案示意图 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 根据矿井地质报告可知,15#煤层综采工作面直接顶为 K1 灰岩,厚度为 10.13m,致密坚 硬,在井田内该岩层特别稳定,属坚硬顶板,在开采过程中大面积来压时对支架有冲击,且 初次来压和周期来压步距较大,矿压显现十分明显,因此为了安全开采,需对顶板进行弱化 处理。

爆破弱化是用爆破的方法人为将顶板切断,使一定厚度的顶板由于推进至初次来压时冒 落形成矸石垫层,切断顶板可以减小顶板冒落面积,减弱顶板冒落时产生的冲击力;

形成的 矸石垫层则可以缓解顶板冒落时产生的冲击波及风暴。目前爆破弱化的方法有浅孔放顶、步 距深孔爆破、超前深孔预裂爆破、地面深孔放顶等。

根据 15#煤具体情况,结合首采面坚硬顶板管理经验,确定 15#煤综采工作面采用超前深 孔预裂爆破的方式处理顶板。超前深孔预裂爆破主要作用是:切断坚硬顶板,减小顶板一次 冒落面积。具体做法是在工作面切眼及 1523091 巷、1523093 巷向顶板打深孔,在工作面前 方一定距离进行爆破,预先破坏顶板的完整性,是超前打眼、超前爆破。通过超前深孔预裂 爆破的方式弱化顶板,可以起到两个作用,第一是减少初次来压步距,第二是减小周期来压 步距。

钻孔施工相关参数 1、顶板处理高度确定 工作面平均采高为 1.7m,为保证冒落顶板能完全充填采空区,爆破的有效放顶深度 H 至 少为:

H=M/(KP-1) 式中:

M ——采高,取 1.7m; K P ——岩石破碎后的体积膨胀系数,取 1.3。 计算得, H =1.7/(1.3-1)=5.7m。取 6m。

2、工作面切眼爆破钻孔布置 工作面设备安装前,在切眼内距老塘侧巷帮 1m 处顶板打眼,180m 长的切眼共布置 10 组 炮孔,分别为 A、B、C、D、E 和 a、b、c 、d、e10 组炮孔,A 和 a 每组为 2 个炮孔;B、C、 D 和 b、c、d 每组为 3 个炮孔,E 和 e 每组为 4 个炮孔,炮眼的具体参数为:B1、b1、C1、c1、 15 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 D1、c1 炮眼长度为 14m,仰角为 32°,装药长度 7m,装药量 17.5kg,A1、a1、B2、b2、C2、 c2、D2、d2 炮眼长度为 14m,仰角 30°,装药长度 6m,装药量 15kg;A2、a2、B3、b3、C3、 c3、D3、d3 炮眼长度为 16m,仰角 27°,装药长度 8m,装药量 20kg; E1、e1 炮眼长度为 14m,仰角 32°,装药长度 7m,装药量 17.5kg;E2、e2 炮眼长度为 14m,仰角 30°,装药长 度 6m,装药量 15kg;E3、e3 炮眼长度为 16m,仰角 27°,装药长度 8m,装药量 20kg;E4、 e4 炮眼长度为 10m,仰角 30°,装药长度 4m,装药量 9.6kg。炮眼剩余部分用炮泥封满,A 组与 a 组对称,B 组与 b 组对称,以此类推。

3、工作面两巷爆破钻孔布置 (1)1523091 巷钻孔布置 1523091 巷布置的第一个钻场距工作面 50m(工作面侧至放顶钻场中线) ,共布置 A、B、 C、F、G、H 六组钻孔,钻孔 A 长度为 15m,仰角为 40°,水平角度为 90°,装药长度 9m, 装药量 27kg;钻孔 B 长度为 22m,仰角为 24°,水平角度为 90°,装药长度 14m,装药量为 42kg;钻孔 C 长度为 36m,仰角为 16°,水平角度为 90°,装药量 27m,装药量 81kg;钻孔 F 长度为 13m,仰角为 43°,水平角度为 18°,装药长度 7m,装药量 21kg;钻孔 G 长度为 18m,仰角为 26°,水平角度为 18°,装药长度 11m,装药量 33kg;钻孔 H 长度为 17m,仰 角为 16°,水平角度为 18°,装药长度 10m,装药量 30kg。炮孔剩余部分用炮泥封满。再向 外每 50m 布置一个钻场,每个钻场布置 A、F、G、H 四组钻孔,参数同一号钻场对应钻孔参数。

(2)1523093 巷钻孔布置 1523093 巷钻孔布置及参数见 2.7 节。

4、 确定钻孔角度时, 必须先将钻机支垫平稳, 然后用罗盘确定好钻孔角度, 标定好眼位, 操作钻机,使钻杆平稳的对准所标眼位进行开机打钻,刚开始打孔时必须控制好钻机的转动 速度,严防钻杆速度过快错位造成偏差。

钻孔爆破 1、钻孔连线 连线采用“局部并联,总体串联”的方式进行(即炮孔之间串联,每个炮孔内并联) 。爆 破使用 FD200D(A)型起爆器,矿用乳化炸药。 16 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 2、装药与封孔 (1)装药采用炮棍直接将炸药装入到炮孔内。为了能使炸药完全起爆,使用两根导爆索 进行起爆,先准备一药卷,把两根导爆索由药卷一端插入到药卷里,用胶带缠好制成起爆药 卷,再用炮棍把此药卷送入到炮孔底,再装入其它药卷,药卷视情况一次可装 1—4 卷药。根 据炮孔长度和封泥长度确定导爆索长度,导爆索必须用快刀切割。

(2)装药时,装药前检查炮眼是否符合规定,准备好炸药、导爆索、炮棍、炮泥、雷 管。一人负责装药卷并随手适度拉紧导爆索;一人负责递药;一人负责拉紧炮棍内的钢丝绳 (2.5 毫米) ;一人负责连接炮棍并与装药卷人共同用炮棍顶推药卷到位并捣实,保证药卷紧 密接触;一人负责递炮棍;共 5 人参与装药过程。药卷到达炮眼底部后退出炮棍,重复此过 程直到装够炮眼规定药量。

(3)确定导爆索长度后开始封泥。用炮棍把准备好的炮泥装入炮孔内装实,一次推炮 泥长度不能大于 500mm。炮泥经捣实后再装下一次炮泥,封堵炮泥时不得损坏导爆索。封孔分 两次进行,第一次封孔先封至距孔口 1m 处,第二次封雷管和导爆索时,以满足雷管与导爆索 不外露为止(至少封 800mm 炮泥) 。

3、工作面切眼推进 2.4m,切眼进行装药、连线、爆破。

使用炮棍的方法及注意事项 1、用炮棍顶推药卷时,要适度拉紧钢丝绳和导爆索,防止钢丝绳、导爆索堵塞炮眼,防 止损伤导爆索。

2、退炮棍时,采用向外拉钢丝绳的方法,严禁直接拉炮棍,防止炮棍脱节顺炮眼滑出。

如果出现脱节,要用坚硬的器具堵住炮眼口,缓慢拉钢丝绳等炮棍滑至炮眼口后再继续正常 退炮棍。

3、装炮泥时注意:要将炮泥装实但不得损伤导爆索。

施工安全技术措施 1、 施工人员进入作业地点, 首先由外向里详细检查顶帮情况及支护, 发现隐患及时处理, 确认安全后方可进行施工。

2、起吊设备前,班组长指派专人对起吊设备连接部位的稳固、完好、安全、可靠性进行 17 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 详细检查,存在隐患必须先处理后作业,确认安全无误后方可起吊设备,否则严禁起吊。

3、起吊、拖拉、移动设备时,起吊物下、起吊梁或起吊锚杆受力覆盖的范围内严禁有任 何人员,起吊现场要设专人设警戒,严禁无关人员进入起吊现场。

4、整个起吊过程,作业人员身体的任何部位不得伸入起吊物下,若特殊情况,需伸入操 作时,必须在起吊物下用木料将起吊物支垫平稳,安全负责人确认安全后,谨慎操作。整个 过程中,必须专人看护导链,防止突然缓链伤人。

5、绞车司机必须持证上岗,严格按绞车牌板进行挂车,严禁超挂车。开车前,首先检查 绞车、信号、钢丝绳、轨道等是否完好,确认安全后方可运输。

6、斜巷运输时,班组长派专人在坡下安全地点设警戒截人,严格执行“行车不行人,行 人不行车”不作业及七有八不开规定,严禁放飞车、放快车及不带电放车。

7、车辆运送到地点,先用挡车器挡牢,无挡车器使用临时挡车器固定,执行矿临时挡车 器使用管理制度。

爆破安全技术措施 (1)放炮、火工品管理、通风、瓦斯要严格按《煤矿安全规程》和《煤矿工人安全操作 规程》中有关规定执行,严格执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制。

爆破工、 班组长、 瓦斯检查员现场必须严格执行 “三人连锁爆破制” :

“三人联锁爆破制” 执行“四牌制”:爆破工持警戒牌、班组长持放炮命令牌和起爆牌、瓦斯检查员持放炮牌。

爆破工在装药作业时,由班组长在周围 5 米范围内设置警戒,严禁瓦检工、安检工、班 组长、爆破工及配合装药的有经验熟练工人以外的人员进入警戒区内,有经验熟练工人不得 超过两人。安检工监督整个“三人连锁放炮制”的执行过程。起爆时班组长、爆破工和瓦斯 检查员(安检员)三人必须同时在场,否则严禁起爆,严禁约时爆破。

注意事项:爆破工、班组长、瓦检工、安检工不属于警戒人,放炮时必须站在措施规定 的安全地点(起爆地点必须有专职警戒人) 。

(2)爆破工必须由责任心强,爆破经验丰富,熟悉通风、瓦斯和爆破材料管理及爆破技 术,经过培训并经考试合格,持有爆破工合格证的专职人员担任。

(3)在打眼放炮作业时,必须配备专职瓦检员,并经常检测两巷的瓦斯情况,当瓦斯浓 度超过 1%或风量不足时,必须停止作业,撤出人员。

(4)装药前必须停电,且用皮带把放炮地点附近 20m 范围内的各种电缆、管线、支架活 柱进行遮盖保护,防止崩坏、崩伤电缆、管线和支架活柱表面。放炮时机组距离放炮地点必 18 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 须大于 30m;机尾的照明灯及电缆必须撤离到距机尾 50m 以外的地方;机尾的瓦斯探头必须 顺巷道撤离到 50m 以外的安全地方。

(5)爆破母线用铜芯绝缘线,长度不小于 300m。禁止使用钢轨,金属管等当作回路或 母线使用。爆破母线与电缆、电线、信号线应分别悬挂在巷道两侧,如遇到特殊情况必须挂 在同一侧时,爆破母线必须挂在电缆或信号线下方 300mm 处。

(6)爆破前,必须用水冲洗放炮地点 80m 范围内的煤尘,详细检查工作面及爆破地点附 近 20m 范围内风流中瓦斯浓度,只有当瓦斯浓度小于 1.0%时方可起爆。

(7)警戒范围及要求 矿井总回风系统的警戒范围及地点由通风部门负责安排警戒,要求炮烟所流经的回风巷 道至风井底的路线内一律不准行人和施工作业,并派专人巡视警戒线路,警戒到位后电话通 知调度室。工作面的警戒由施工队组负责警戒,班组长必须设专人在可能通向爆破地点的所 有通路担任警戒,并清撤警戒范围内的人员,各警戒岗距爆破地点的距离不少于 300m。爆破 工躲避距离不得小于 300m,并避开直线方向。工作面不得有人工作和停留,工作面的人员撤 至距工作面各出口 300m 以外进风顺槽内,各警戒点必须“人、绳、牌”三齐全。爆破前,所 有人员必须全部撤到警戒以外,警戒区内严禁有人。班组长在巡检工作面警戒到位后电话联 系调度室确认总回系统警戒到位后准备起爆。在放炮前提前通知负责警戒单位,清理人员并 设岗警戒,未经调度通知爆破结束,任何人不得擅自离岗,警戒人员执行现场交接班制度。

(8)工作面每次爆破前及爆破后,爆破工必须携带数字式瓦斯检测报警仪,检查装药及 爆破地点附近 20m 范围内的瓦斯浓度。当瓦斯浓度超过 1.0%时,不准装药爆破,必须立即汇 报,采取措施处理。爆破后瓦斯浓度超过 1.0%时不准开动电气设备。

(9)在联线爆破前,必须在爆破地点 20m 范围内进行第二次瓦斯检查,在瓦斯浓度小于 1.0%时,方可进行连线爆破,否则必须采取措施处理。

(10)母线与脚线连接好后,爆破工必须最后退出迎头,并沿途检查爆破母线是否符合 要求。边往外走,边发出第一次准备爆破信号。

(11)爆破工到达起爆地点后,随即发出第二次准备爆破信号。

(12)班组长清点人数准确无误后,发送爆破命令,爆破工将母线与发爆器连接。并将 发爆器把手插入发爆器、转至充电位置。

(13)第三次发出爆破信号,再过 10—15S,发爆器灯亮稳定后,将发爆器把手转回爆 破位置进行爆破。

(14)爆破后,爆破工将发爆器把手拔出,将母线从发爆器连接器上摘下,并扭结短路。

(15)爆破完毕,待炮烟完全吹散后,爆破工、班长开始对巷道爆破眼的终孔位置及工 19 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 作面的情况认真检查,有无拒爆现象或崩坏设备等,发现隐患及时处理。

(16)等工作面炮烟排净后(至少 15min) ,爆破工、综采队班组长、瓦检员、安检员首 先进入工作面,由外向里检查通风、瓦斯、煤尘、支护、顶板,发现问题及时处理。拒爆及 残爆情况,立即停止作业并及时上报调度室。

(17)通电后炮不响时,爆破工必须先从发爆器上摘下母线并扭结短路,然后至少再等 15min,方可沿线路检查不响的原因。如果是短路、短线或连接不良造成的拒爆可重新连线爆 破。

(18)检查处理拒爆或重新联线爆破前,必须进行敲帮问顶,处理悬煤(矸),确认安全 的条件下方可操作。

(19)在拒爆处理完之前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

(20)爆破后,要将爆破母线、发爆器、瓦斯报警仪等收拾整理好,清点剩余的电雷管、 炸药,填写好消耗单,在核清领取数量与使用及剩余数量吻合后,经班组长、安检员签字, 当班剩余火工品要交回火药库,严禁私藏爆破器材或存放在井下。

(21)炸药、导爆索及雷管在运送及使用过程中,必须妥善保管,严禁丢失。炸药、导 爆索与雷管应分装、分运,严禁混在一起运输和存放。

(22)配备一个适当容量的火药箱,且必须保证完好无损,火药箱内最多储存 240kg 炸 药,火药箱应放置在进风巷警戒以外的安全地点,并加锁。

(23)炸药、导爆索与雷管在使用过程中,必须妥善保管,使用专用工具箱存放在进风 巷警戒点以外的地方,严禁丢失,严禁乱扔乱放。

(24)在工作面放炮前,必须由监测队打影响监测监控系统报告,防止因放炮振动或冲 击波造成监测监控系统损坏或误报警。

(25)在两巷超前预裂爆破前,检查爆破地点附近的电气设备,并检查超前支护内单体 柱的支护效果,发现有泄液、漏液柱必须更换重新进行支护,以防爆破时顶板冒落。

其它方面 1、处理顶板爆破作业的第一个班,由安全部、生产部、机电部、通风区派干部(副职以 上)跟班,现场进行负责爆破过程中的相关工作,具体工作如下:

(1)生产部负责牵头组织爆破作业,协调解决爆破作业全过程的实际问题。

(2)安全部负责爆破作业全过程中的安全监督管理职责。

(3)机电部负责现场监督检查机电设备的保护工作。

(4) 通风区负责安排爆破员和有毒有害气体的气体检测人员, 负责爆破作业的业务指导。 20 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 (5)爆破过程中,综采一队要停止工作,严禁任何人进入回风流中。

2、炸药及炮棍规格 炸药采用煤矿许用二级乳化炸药,规格为:∮60 毫米,L=500 毫米,炮棍规格为:∮40 毫米,L=1.0 米。

3、爆破前,预备队要在调度会上通报准确爆破时间,届时 15 号煤沿途回风系统内严禁 有人进入或作业(工作面到东风井沿线的回风系统内) 。

4、爆破作业要连续进行,截人地点要截到位,并要现场交接班,只有在爆破结束经检查 有害气体不超标时,警戒人员方可撤离,恢复正常生产秩序。

5、预备队人员负责火药的管理工作。

6、爆破时间确定后,要召开预备协调会,做出详细的安排,确定工作面启爆顺序和每次 启爆炮眼个数等。

7、爆破当班必须审批影响监测监控的报告。

8、操作设备及其它安全技术措施方面严格执行《15 号煤弱化顶板爆破系统设备操作规 程及钻孔施工通用措施》相关规定及内容。

避灾路线及截人 1、避灾路线 (1)一旦有灾变预兆,及时沿避灾路线撤离上井。

(2)火灾、瓦斯灾避灾路线 避火灾路线:

火区上风侧:

1523091 巷 1523093 巷 井。

火区下风侧:1523091 巷—1523093 巷 1523093 巷—1523091 巷 人斜井上井。

(3)水灾避灾路线 西翼轨道巷—15#煤架空送人巷—西大巷—行 -西翼轨道巷— 15#煤架空送人巷—西大巷—行人斜井上 21 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 1523091 巷 1523093 巷 截人:

1、截人时班组长派专人带领截人人员到指定地点进行截人,当所有截人人员到位后,带 领去截人的人员到启爆地点通知班组长,班组长清点现场人数,确认无误通知爆破工后,方 可爆破。此外,装药前,班组长指派专人到工作面将工作面人员全部撤出到安全地点。爆破 结束后,带领截人人员的专人和气体检测人员沿爆破后的回风系统检测有害气体,当有害气 体不超标时,截人人员方可逐一撤离。

2、 1523091 巷及 1523093 巷爆破地点 300m 以外的上风侧、 1523093 巷平衡风门外、 1523092 巷与 15#煤西翼二盘区回风巷交叉口的上风侧、15#煤西翼胶带巷与回风巷联络横川靠胶带巷 侧、15#煤西翼南段回风巷与西回风斜井延伸巷交叉口的上风侧、西回风斜井与配风巷横川交 叉口处的上风处共 7 处截人地点,其中在 1523092 巷与 15#煤西翼二盘区回风巷交叉口的上 风侧设置气体检测人员,检测人员随截人人员同时到达指定地点。所有截人人员处在风流混 合处上风侧 10m 以外的安全地点进行截人,未接到通知前严禁撤离。

15#煤西翼轨道巷—15#煤架空送人巷—西大巷—行人斜井上井。 2.7 1523093 巷沿煤柱侧切顶预裂爆破技术方案 坚硬顶板强度高,节理、裂隙不发育,具有整体性好和自稳能力强等特点,在开采过程 中容易形成大面积悬顶,给工作面安全生产及巷道围岩控制带来隐患。因此,为了达到工作 面安全、高效生产,必须对顶板进行处理,改变顶板岩体的物理力学性质,以减小顶板悬露 面积,防止或减弱这种大面积顶板来压。

预留巷道的围岩所承载应力可以分为静载荷和动载荷。静载荷主要来自巷道掘进完成稳 定后上覆岩层的静态的应力集中;工作面回采过程中老顶周期性的断裂所形成砌体梁,砌体 梁铰接回转的扭力矩是动载荷的主要来源。项目拟通过沿 1523093 巷切顶欲裂爆破泄压,提 前转移动载荷以较少对预留巷道的影响。沿 15323093 巷预裂爆破技术设计方案如下:

1) 1523093 巷爆破钻孔布置 沿 1523093 巷靠近煤柱一侧 300mm 处, 从切眼向外每隔 5m 布置一个钻孔, 钻孔长度 15m, 仰角为 45°(向工作面后方) ,水平角度为 0°,装药长度 5m,装药量 15kg, (药卷型号: 22 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 ?60 ? 500 mm 1.5kg/卷) ;炮孔剩余部分用炮泥封满;切眼贯通后,工作面回采之前,布置好 切眼向外 50m 范围内的 10 个钻孔,实施预裂爆破;在 152309 工作面回采的过程中,始终保 持工作面前方 50m 范围内已经实施 1523093 巷的预裂爆破。炮眼参数见表 2,炮眼参数可以 根据现场爆破效果适当调整。

炮眼示意图见 12.详细布置图见附图 1。

爆破时保证 50m 的超前 支护 (包含安全规程规定的原有 20m 超前支护) , 即在欲裂爆破巷道分别距离两帮 600mm 处, 从当前工作面向前每隔 1m 布置两排单体支柱,用于加强切顶欲裂后的超前支护,随着工作 面的回采,如此往复循环始终保持爆破时 50m 的超前支护。 切顶炮眼 图 12 轨道巷预裂爆破炮眼布置图 表 2 工作面超前预裂爆破具体参数 孔径 炮眼长度/m 15 仰角/° 45 水平角 /mm 0 75 /m 5 /kg 15 /m 10 装药长度 装药量 封泥长度 2)爆破工艺 (1)钻具及钻孔工艺:工作面选用 ZDY-1250 型煤矿用全液压坑道钻机,三翼复合片钻 头及天然金刚石表镶钻头,成钻孔直径为 75mm。

打钻工艺:钻机的搬迁和安装→作业准备→定位→启动钻孔→加钻杆→钻进→退钻杆→ 钻探记录。打钻程序严格执行打钻工的操作规程及并另行制定安全技术措施。

(2)使用的炸药和雷管种类:炸药使用 2 号煤矿许用乳化炸药,药卷直径, ?60 ? 500 mm 1.5kg/卷,雷管使用煤矿许用 8 号普通瞬发、毫秒延期、秒延期电雷管。 23 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 (3)装药与封孔:装药采用内径为 60mm 的 PVC 管作为炸药的载体,为了能使炸药完全 起爆,使用两导爆索进行起爆,准备一药卷,把两根导爆索插入到药卷里,并用胶带缠好, 起爆药卷如图 13 所示,装药机构如图 14 所示。再把此药卷放入到 PVC 管(防静电)里,并 用胶带缠好。在把起爆药卷做好后放入到 PVC 管后,再根据要装药的长度来确定 PVC 管的长 度,把炸药放入到 PVC 管内,为了方便装药把 PVC 管在地面上要开一个 1/4 的口,在装到要 求的长度后,用炮棍把 PVC 管推入到孔底。 导爆索 起爆药 伸入到药卷导 图 13 起爆药卷示意图 封孔长度 装药长度 6 4 5 3 2 1 1-导爆索;2-炸药卷;3-炮泥;4-砂子;5-雷管;6-脚线 图 14 装药机构示意图 为了确保炮眼内药包的完全引爆,炮眼采用连续耦合方式装药,采用双雷管,双导爆索 引爆,2 个雷管在孔外采用并联连接,并在炮眼口用刻有浅槽的木塞固定,放炮母线必须绝 缘良好,并且悬空吊挂。推到孔底后,根据炮孔长度和封泥长度确定导爆索长度,导爆索只 能用快刀切割,严禁冲击挤压。确定导爆索长度后再用炮棍把准备好的炮泥装入炮孔,装实 但不得过紧,一次只能推炮泥不能大于 4 节。黄泥要充填密实,但封堵炮泥时不得损伤导爆 索。放炮人员必须在距放炮地点 300m 安全距离以外的进风巷道联巷内进行放炮工作,炮烟 回风系统内的所有人员必须撤出。

3)钻机施工时的安全措施 (1)严格执行现场交接班制度,特别要交代好安全情况及钻机运转情况。 24 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 (2)钻进过程中,必须注意观察岩性变化情况、进尺情况及钻孔出水情况,并做好原始 记录。

(3)参加打钻人员,必须熟知钻机性能及操作规程,并在钻进时注意观察钻机各部位安 全运转情况,看清上下钻杆的合适位置。

(4)打钻时,施工人员必须随时注意观察钻机固定变化情况,如有不安全因素必须立即 停钻进行处理,处理好后方可继续施工。

(5)钻机在架设前,在钻机周围 2.0m 范围内支设四根单体柱,用于掩护工人及钻机。

钻机操作人员必须在顶板及两帮完好的地方进行操作,并在施工过程中经常进行敲帮问顶工 作,发现不安全因素,只有在处理好后,方可继续施工。

(6)施工人员必须着装整齐,并扎紧袖口,严防被钻机旋转部位缠住衣袖。

4)瓦斯、煤尘管理措施 (1) 整个施工过程中, 必须加强瓦斯检查, 施工单位负责人必须携带便携式瓦斯检查仪, 并悬挂在施工地点的回风侧,当瓦斯浓度达到 1%时必须停掉一切电源并汇报矿调度室及通 风工区进行处理。

(2)在钻眼施工过程中,钻杆钻进异常或卡钻、透采空区时,必须停止钻进,但不得拔 出钻杆。

钻机队现场负责人利用便携式瓦斯检查仪检查附近 20 米范围内回风流中的瓦斯浓度 及钻孔漏风情况。

如发现回风流中瓦斯浓度达到 1%时,必须立即汇报矿调度室和通风工区,钻机队现场负 责人必须立即停掉一切电源,组织人员在进风侧设立警戒,并撤出回风流所有人员; 如发现钻孔向采空区漏风,钻机队现场负责人必须立即采取措施封闭漏风钻孔,处理漏 风并对漏风钻孔做好醒目标志。情况危急时,必须先撤除受威胁的所有人员,然后采取措施 进行处理。

(3)装药前,必须检查装药地点及装药机附近 20 米范围内瓦斯浓度,当瓦斯浓度达到 1%,严禁使用装药机并严禁装药,必须等处理到 1%以下时方可继续装药。

(4)爆破前,必须检查装药地点及装药机附近 20 米范围内瓦斯浓度,当瓦斯浓度达到 1%,严禁起爆。

(5)每次爆破前后必须对爆破地点 30 米范围内巷道全断面洒水降尘,消除煤尘,否则 不得起爆。

5)爆破安全技术措施:

参照 2.7 节中的爆破安全技术措施。 25 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 2.8 1523092 预留巷道围岩锚索加固控制技术方案 1. 中空注浆锚索的主要特点 中空注浆强力锚索其主要特点(1)锚索的安装、预紧方式与树脂锚杆完全相同(螺纹紧 固) ,取消了张拉工序,不但能实现搅拌、张紧一体化快速安装,而且使锚索与锚杆能同步承 载,形成整体支护作用; (2)索体及锁紧结构采用新型结构,在保证注浆通径的前提下,使 索体直径达到最小化,所需安装孔径也小的多,安装效率高,实现了小孔径、大吨位; (3) 锚索索体为新型中空结构,自带注浆芯管,采用反向注浆方式,不仅消除了产生气穴空洞的 可能,也无须在现场绑匝注浆管、排气管以及封堵注浆孔,使施工步骤大为简化; (4)索体 上部为搅拌树脂药卷端锚,下端采用螺纹锁紧,安装后能立即承载,这一点是现有的各种注 浆锚索产品均无法作到的,而对于自稳能力差的顶板岩层又是非常有利和必要的; (5)采用 螺纹锁紧方式,锁紧机构工作可靠,不会打滑,不会产生火花,对井下潮湿、淋水环境的适 应性是采用夹片式锚具锁紧方式所无法比拟的; (6)采用高强度螺旋肋预应力钢丝制造的锚 索的锚固强度比相同直径的用钢绞线截割成的锚索提高 15%以上,而锚固延性可提高 25%以 上; (7)由于安装后能立即承载,因此注浆可以安排在迎头后方一定距离将一定范围的锚索 一次注完,因此施工非常便利;螺纹锁紧机构具有调心功能,锚索外露长度小且均匀一致, 不影响巷道有效高度。

2. 中空注浆锚索的布置及主要技术参数 在 1523092 巷道原有支护的基础上,从预留巷道的两帮分别平行底板向煤壁内补打注浆 锚索以加强围岩控制,即在现有每排锚杆之间三花眼交错式的增加型号 Ф22mm× 8000mm 的 中空注浆锚索,上下两排锚索分别增加 Ф14mm 梯形钢带,示意图见图 15,详细布置见附图 2 和附图 3。中空注浆锚索实物照片见附图 4。 26 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 图 15 中空注浆锚索布置示意图 中空注浆锚索技术参数如下:

(1)钢丝公称直径:6.0mm (2)锚索索体直径;Ø22 mm (3)长度:8000mm (4)安装孔径:Ø32mm (5)强度及破断力:强度 1760Mpa,破断力≥420KN (6)树脂锚固长度:1000~1500mm (7)中空注浆管规格:内径Ø

7.5mm 外径Ø

10mm (8)注浆压力:≥5.0MPa,最大 7.0Mpa (9)托盘 400mm× 400mm× 16mm 3. 施工步骤 (1)钻眼 按照图 15 布置图进行钻眼,使用普通风动锚杆钻机或帮部锚杆钻机进行,小直径钻头, 可以选择φ 32mm 的钻头。

(2)安装锚索 先将 1 块锚固剂放入眼孔,然后用已安装止浆塞的锚索将锚固剂推入眼底,锚索尾部螺 纹连接联接套,联接套插入风煤钻或锚杆钻机输出轴上,开动钻机将锚索推至设计深度,最 后安装托盘和外部螺帽。锚索安装后对眼口进行喷浆封闭,此项工作可在注浆前集中进行。

(3)紧固 27 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 安装锚索托盘时已将螺帽安装至锚索尾部的螺纹上,螺帽安装后使用扳手(或风扳机) 即可对锚索预紧,外露长度约 150mm。

4. 所需中空注浆锚索的工程预算 试验预留巷道 1000m,预计间隔 1.2m(顶板破碎时)或 1.5 米布置一根注浆锚索,共需要 注浆锚索 n=1500 套,由以下公式估算。 n? 2L ( a ? b) / 2 目前每套锚索市场价格约 350 元/套,包括 8m 锚索体,托盘,锚具,止浆塞,注浆器等整 套配件。

所需锚索总金额:N=1500 套 X 350 元/套=52.5 万元 锚索厂家及联系电话(供参考) (1)山东中煤工矿物资有限公司 矿用有该公司产品。

(2)济宁市中贸工矿物资有限公司 (3)山东中煤化工物资有限公司 电话:联系电话:0537-2383936 手机:15269750901 联系电话: 0537-2368730 手机: 18660761590 联系电话:0537-2383936 注:山西长治潞安王庄煤 2.9 1523092 预留巷道围岩注浆加固控制技术方案 是否采取此方案?将要根据前述切顶泄压欲裂爆破和锚索加固围岩控制两种方案的具体 效果而定,如果围岩控制达不到指标要求,则基于 2.7 中空注浆锚索的基础上采取如下注浆 方案。

1.注浆材料的选取 可以选用如下两种注浆材料的一种进行注浆 (1)FLZ-1 型高强注浆材料 该注浆材料由晋煤研究院与河南理工大学联合开发研制。新型水泥注浆材料是一种地质 聚合物,主要为离子键和共价键,该材料由河南理工大学矿山开发设计研究所研制成功,通 过在实验室实验和现场运用证明其效果优于普通水泥浆。主要成分为粉煤灰、超细水泥、增 强剂、悬浮剂和成岩剂等,水灰比 0.7。注浆压力为 5.0~7.0MPa,最大注浆压力为 7.0MPa, 注浆半径 0.75m,单孔注浆量 300L,注浆时间为 20~30min。 28 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 (2)普通水泥注浆材料 注浆材料为单液水泥浆,用 425 号普硅水泥配制,水灰比 0.8~1.0。浆液中添加水泥重 量 3%~5%水玻璃作为速凝剂;注浆压力为 5.0~7.0MPa,最大注浆压力为 7.0MPa,注浆半 径 0.75m,单孔注浆量 300L,注浆时间为 20~30 min。

2.注浆施工工艺 (1)准备工作 在巷道内支护体及围岩暴露面喷射一层相同性能的高强注浆材料,使喷层与原支护形成 一个结合层,封闭煤岩壁,防止或减少浆液从孔边流失。

(2)拌料注浆 接通管路及中空注浆锚索如图 16,用清水试注;严格按水灰比供水上料,用搅拌机混合 均匀,将吸浆管插入料桶,开泵注浆。通过调压阀由小到大调节注浆压力,注浆压力 5MPa, 并观察注浆速度、注浆量、漏浆情况等,调整注浆时间,保证注浆效果。 混合注浆材料 搅拌机 LY-300Q 料 筒 注浆泵 ZBY1.8/12.0-11 水 图 16 注浆系统示意图 (3)注浆施工步骤 第一步:注浆施工单位应提前准备好注浆材料、注浆设备、封孔装置等。

第二步:把泵及附件(包括注浆用高压软管、工具、注浆管、u 型卡、连接注浆管用的接 头等)、注浆材料等运至施工地点。并准备一桶清质油(约 30L),用于施工前的试验及施工后 泵的清洗。

第三步:将吸液管、注浆软管与泵连接好。

第四步:将泵与压风管路相连接,检查泵的润滑油量是否满足要求,开泵检查泵能否正 常运转。

第五步:将注浆管与封孔器连接好插入注浆孔内,将封孔器置于设计的位置(注意封孔 器的终端距孔底不得少于 500mm)。 29 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 第六步:若一切完好,开始注浆。

第七步:注浆流程。检查泵及注浆管路的连接等情况――打开输出阀门――冲开封孔器 压力塞――开始注浆――暂停注浆――继续注浆――结束注浆――用机油清洗泵和注浆管 路。

第八步:在往加固孔注浆过程中,必须注意观察泵及巷道四周状况,当观察泵的压力表 指示数值达到 7MPa 以上或煤壁有返浆(通过多次暂停泵操作仍有浆液流出)出现, 可停止在该 孔注浆,并转移至下一孔;如此循环,直至加固施工结束。

第九步:对现场进行清理。

(4)注浆流程图及结束标志 当注入浆液量超过 300L, 注浆压力仍未达到注浆终压时, 可暂停注浆, 待 2 小时后复注, 若复注时注入浆液超过 300L,压力仍未达到注浆终压,应检查是否有漏浆、跑浆现象,再换 孔注浆。初次注浆效果较差的个别孔或是水泥浆液凝结硬化时产生收缩变形的部位,通过复 注,可达到补充加固充填的目的,从而可保证注浆质量。中空注浆锚索施工工艺如图 17。 确定锚索孔位 钻孔 清孔 锚索 安装止浆塞垫板螺母 浆液拌制 高压注浆 机具调试 端口防护 图 17 中空注浆锚索施工工艺流程图 3. 注浆工作技术措施 (1)注浆人员必须选择技术性强、经验丰富的人员上岗。

(2)在注浆以前,要充分做好各项准备工作,特别是机具设备的检修工作,要认真进行。 30 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 若经试运转发现问题,应及时予以修复,使其处于良好状态。对注浆管路系统,包括注浆软 管、接头、阀门等,都要认真检查,如有破损,应予以更换。不好用的接头、阀门,不得使 用,以免注浆时,在较高压力下发生脱扣的危险事故。注浆前,将管路全部接通,进行试压, 试压可用清水进行。在试压时,如管路不通或接头有漏水现象,应予以排除。要保持管路系 统各部件完好畅通。

(3)注浆过程中,必须保证注浆材料的供应,以保证连续注浆。

(4)在注浆过程中,要严防碎渣等杂物进入管路或泵体,以免造成堵管或不吸浆,影响 注浆效果。为防止上述故障的发生,必须做到:① 保证注浆原材料新鲜,无结块,无杂物。

倾倒原材料时要防止碎纸等杂物进入搅拌机。② 拌制浆液前,搅拌机和储浆筒、清水桶都应 进行冲洗,保证干净、无碎块杂物。③ 浆液进入储浆筒之前,必须经过滤网过滤;同时注浆 泵的吸浆管必须有笼头或加过滤网。④ 在连接注浆管路时,要开清水泵冲洗管子,边冲边接, 以保证注浆管内无碎块杂物。

(5)在注浆过程中,所有拆卸下来的接头、阀门,都必须有专人及时清洗干净,以备轮 换使用。

(6)注浆作业要互相配合,统一指挥,保证注浆质量。

(7)注浆作业完毕后,所有的机具设备,特别是搅拌机、注浆管、接头、阀门、储浆筒 等,都应认真清洗干净,还应及时进行检查、保养,使其处于良好状态,以备下段注浆使用。

(8)注浆过程中要注意观测巷道围岩情况,发现异常必须停止工作,并及时向相关负责 科室汇报。

(9)注浆过程中要有专人跟班,时刻观测注浆情况,发现异常及时汇报。

(10)措施未列入部分,严格按《煤矿安全规程》中有关规定执行。

4. 注浆安全技术措施 (1)建立健全各种岗位责任制,严格执行现场交接制度。

(2)钻机、注浆泵及高压管路必须试运转,确认机械性能和各种阀门管路,压力表完好 后,方准施工。

(3)每次注浆前,要认真检查安全阀、压力表的灵敏度,并调整到规定注浆压力位置。

(4)安装高压管路和泵头各部件时,各丝扣的联接必须拧紧,确保联接完好。

(5)注浆过程中,禁止现场人员在注浆孔附近停留,防止封孔器阀门破裂伤人。 31 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 (6)每次注浆前,注浆高压软管和注浆套管要固定牢靠,防止飞出伤人。

(7)注浆时不得随意停水停电,必要时必须事先通知,待注浆完成并冲洗后方可停水停 电。

(8)注浆施工期间,必须有专门机电修理工,以便出现机械和电器故障时能及时处理。

(9)注浆现场操作人员必须佩戴安全帽、防护眼镜、口罩和手套等劳保用品,方可进行 注浆施工。

(10)本措施未说明部分,严格按照《煤矿安全规程》相关规定执。

5. 工程质量保证制度:

(1)成立工程项目经理为责任的质量管理小组,完善质量保证体系,严格按照质量体系 中规定的责权要求运行。

(2)定期召开质量分析会议,组织质量教育,严格执行“三检”制度,加强技术交底工作, 强化工序控制,由责任心强经验丰富的工程师担任质量控制人员,实行监督检查,保证工程 质量。

(3)加强现场施工材料管理,严格执行进料检验制度,保证施工材料满足设计和规范要 求,不合格材料不得进场使用,确保工程质量。

(4)配备好施工机具和计量工具以满足施工要求,建立健全各种资料、原始记录、作为 评价工程质量的重要依据。

(5)加强各方的配合,认真监督。

6. 所需注浆材料工程预算 将裂隙煤岩体看成均质材料,不同注浆压力作用下浆液在裂隙煤岩体内部的扩散半径可 采用下式计算确定: 式中:r —浆液扩散半径,cm; k —地层的渗透系数,cm· s-1; t —灌浆延续时间,s; h —以厘米水柱表示的灌浆压力,cm; r0 —灌浆管半径,cm; 32 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 β —浆液的相对黏度; n —地层孔隙率。

通过注浆半径及注浆深度等进行计算,可以初步估算出单孔注浆量为 300L,注浆孔按照 1500 个计算。若采取不同的注浆材料,其材料费用分别估算如下表:

注浆材料 FLZ-1 型材料 普通 425 水泥 单价(元/t) 5000 450 所需注浆材料(t) 260 300 材料费用(万元) 130 13.5 备注 注:通过实验证明 FLZ-1 型材料性能明显优于普通水泥,其性能与高分子化学材料相媲 美,同性能高分子化学材料如马丽散的目前市场价格为 2.8 万元/t. 以上 FLZ-1 型材料价格 由晋煤研究院提供。 3. 地点、试验规模及研究进度 项目地点:晋城古书院矿 152309 工作面的回采巷道 试验规模:在 1523092 巷道切眼处向外 1000m。

项目进度计划:

2012.05-2012.06 完成资料收集、调研分析、双采动影响耦合因素分析; 2012.06-2012.07 完成现场围岩变形、应力监测的测站布置工作; 2012.07-2012.08 开展巷道围岩的变形、超前支撑压力及侧向应力的日常监测与分析; 2012.08-2012.09 在实验室煤岩物理力学参数测试,开展煤双采动影响下巷道围岩应力 应变数值模拟实验,现有支护效果的模糊综合评价; 2012.09-2013.10 数据处理分析,总结研究成果,编写课题研究验收报告,申请验收。 4. 经济、社会效益及推广应用的前景 项目总体研究成果将达到国内先进水平。项目研究方法和成果将进一步提升我国回采巷 道围岩变形控制技术水平,降低巷道维护成本,提高巷道服务年限,保证工作面安全高效推 进,满足矿井安全生产需要以达到安全、经济、有效的目标。

预留巷道底板加固方法研究成功后,可为预留巷道二次利用的成功实现提供技术保障, 从而可以降低古矿 15#煤巷道掘进率,提高煤炭采出率,延长矿井服务年限。

晋城煤业集团古书院煤矿 15#煤层资源储量 5265.3 万吨,15#煤层开采技术的发展成为古 33 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 书院煤矿发展高产高效有力的技术保证,对综采工作面回采巷道底臌防治、巷道维护率降低、 工作面推进速度提高等方面都具有重要意义。

晋城煤业集团 15#煤层储量较丰富,本项目的研究立足于确保古书院煤矿 15#煤层综采工 作面的安全高效生产, 并为晋城矿区类似条件下 15#煤层开采的巷道底臌防治、 围岩加固提供 更有效的技术支持。因此,本项目的研究具有重要的现实意义和理论价值,具有极高的推广 价值及良好的经济和社会效益。 34 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 附图 1 A-A剖面 B 轨道巷切顶炮眼布置图 1:500 B-B剖面 切顶炮眼 A A 巷道中心线 轨 道 巷 回 风 巷 回风巷 B 附图 2 A-A剖面 B A B-B剖面 A B 附图 3 1523102剖面 1:50 S=11.25m2 S=12.22m 2 1 35 15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 附图 4 新型中空注浆锚索外观 中空注浆锚索现场使用情况 36

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